本发明涉及湿法冶金中分离提取技术领域，更具体地，涉及一种矿液中离子的提取方法。
背景技术：
红土镍矿中含有极为丰富的金属资源，一般红土镍矿除了含镍外，还含有钴、铁、锰、锌、铜、钙、镁等其它元素，ni含量在0.8～3.0％之间，co含量在0.02～0.3％之间。
现有技术中，通常使用湿法冶炼来提取其中的有效元素，湿法冶炼仅提取其中的ni和co，其余近97％部分包含含量较高的fe(占总量的10～45％)和少量的cr全部作为固体废弃物废弃。目前，可以使用化学方法去除钙镁等杂质，使用p204、p507等萃取剂将镍钴与其他杂质元素(铁、锰、锌、铜)分离开来。但公知的是，由红土镍矿或是其它镍钴原料经酸浸出后的溶液或是由该溶液得到的其它物质中含有含量较高的锰、镁、锌和钙等杂质，使用现有的技术较难将其中的每种杂质可以有效地分离出来；同时这些杂质易在p204、p507体系下形成干扰相，会大量降低镍、钴的提取，造成资源的浪费。
技术实现要素：
本发明的第一目的在于提供一种矿液中离子的提取方法。该提取方法可以有效地将矿液中的某一离子提取出来，该离子的回收率可达95％以上。
该提取方法包括如下步骤：
1)将p204有机相进行钠皂后再加入硫酸镍溶液进行镍皂反应，直至镍离子置换完p204有机相中的钠离子，得镍-p204有机相；
2)向所述镍-p204有机相中加入所述矿液，相比o:a为1:2～4:1，充分混合后静置，得第一萃取相和第一萃余液；
3)向所述第一萃取相中加入0.1～2n硫酸，充分反应后静置，得第二萃余液和第二萃取相；
4)向所述第二萃取相中加入0.01～2n盐酸，充分反应后静置，得第三萃余液和第三萃取相；
所述矿液中至少含有铁、镍、钴、锰、镁、铜、锌和钙离子；所述矿液的ph值为4～5。
在步骤3)和步骤4)中，优选地是，反应至少5min即充分反应。
其中，步骤3)中，硫酸的浓度优选为1～2n。步骤4)中，盐酸的浓度优选为1～2n。
其中，在步骤1)中进行钠皂时所使用的p204有机相优选是由空白p204有机相和溶剂油以体积比为1:3混合得到的有机相。其中，步骤1)中钠皂的皂化率优选为不高于50％。其中，p204为磷酸二异辛酯。
在第一萃取相中主要包括负载了铁、钙、铜、锌、锰离子的p204有机相，第一萃余液中包括镍、钴、镁离子。步骤3)为洗镍步骤，可以有效地进一步提高后续提取效果，第二萃取相中主要包括负载了铁、钙、铜、锌、锰离子的p204有机相，第二萃余液中包括了镍、钴、镁离子。在实际工艺中，将第一萃余液和第二萃余液混合进行后续处理。其中，优选地是，将第二萃余液与矿液一起加入步骤2)中，与镍-p204有机相在相比为1:2～4:1时充分混合。
通过上述处理，可以将锌和锰完全转入至第三萃取相中，即第三萃取相中含有锌-p204和锰-p204以及空白-p204；可以将铜离子完全分离至第三萃余液中，可以有效地将铜离子和钙离子从众多离子中分离出来，且不影响后续其它离子的分离。铜离子的回收率高达95％。其中，第三萃余液中含有钙离子和铜离子。可以向第三萃余液中加入铁粉，进行铁粉置换完全，得到沉淀铜和含有钙离子的溶液。在实际工艺中，可以将钙离子的溶液直接进水处理。
本发明中的矿液可以是由红土镍矿制得的mhp溶于酸制得的溶液。
在本发明一个优选实施方式中，矿液中铁的浓度小于100mg/l，镍的浓度为80000～110000mg/l，钴的浓度为2000～10000mg/l，锰的浓度为2000～20000mg/l，镁的浓度为1000～15000mg/l，铜的浓度为10～1000mg/l，锌的浓度为100～10000mg/l，钙的浓度为10～2000mg/l。
在本发明一个优选实施方式中，上述提取方法中还包括：
向所述第三萃取相中加入2～6n盐酸，充分反应后静置，得第四萃余液和第四萃取相；
向所述第四萃取相中加入6～12n盐酸，充分反应后静置，得第五萃余液和第五萃取相。
其中，向所述第三萃取相中所加入的盐酸的浓度更优选为5n。向所述第三萃取相中所加入的盐酸的浓度更优选为12n。
在上述反应中，优选地是，反应至少5min即充分反应。
通过上述步骤处理，可以将含有负载了锌和锰的p204有机相以及空白p204有机相的第三萃取相转化成含有铁-p204以及空白-p204的第四萃取相和含有锌离子和锰离子的第四萃取液。再将第四萃取相转化成只含有空白的第五萃取相，将得到的第五萃取相通过水洗得到不含杂质的磷酸二辛酯有机相和含有铁离子的无机相。通过上述步骤可以将铁离子分离至无机相中，同时也可以得到的空白p204有机相。空白p204有机相可以重复使用。
在本发明一个优选实施方式中，为了进一步分离有效离子，上述提取方法中还包括：
将p507有机相进行钠皂后再加入硫酸镍进行镍皂反应，直至镍离子置换完p507有机相中的钠离子，得镍-p507有机相；
向第一萃余液中加入所述镍-p507有机相，相比o:a为1:2～4:1，充分混合后静置，得第六萃取相和第六萃余液。
其中，所使用的p507有机相优选是由空白p507有机相和溶剂油以体积比为1:3混合得到的有机相。其中，钠皂的皂化率优选为不高于50％。其中，p507为2-乙基己基磷酸单2-乙基己基酯。
其中，第一萃余液中均主要含有镍、钴和镁离子。第六萃取相中主要含有负载钴和镁的p507有机相，和少量负载镍的p507有机相。第六萃余液中含有硫酸镍。可以使用本领域中常用的手段回收第六萃余液中的硫酸镍。
为了进一步提高镍的回收率，上述提取方法还包括：
向所述第六萃取相中加入0.1～2n硫酸，充分反应后静置，得第七萃余液和第七萃取相。
其中，向所述第六萃取相中所加入的硫酸的浓度更优选为1n。
其中，第七萃取相中主要含有负载钴和镁的p507有机相以及空白p507有机相。
优选地是，将第七萃余液加入至第一萃余液中，并继续后续的步骤，可以循环利用，加大回收率。即，将第一萃余液和第七萃余液混合，向其中加入所述镍-p507有机相，相比o:a为1:2～4:1，充分混合后静置，得第六萃取相和第六萃余液。
将第六萃余液除油过滤除磁异后浓缩结晶，得到硫酸镍晶体。镍的回收率高达98％，得到的硫酸镍纯度可高达98％。在实际生产过程中，可以直接将得到的硫酸镍加入成品桶，进入晶体车间。
在本发明一个优选实施方式中，为了进一步分离有效离子，上述提取方法中还包括：
向所述第七萃取相中加入2～4n硫酸，充分反应后静置，得第八萃余液和第八萃取相。
其中，向所述第七萃取相中所加入的硫酸的浓度更优选为3n。
经过上述处理后，第八萃余液中含有少量的硫酸镍、少量的硫酸钴以及大量的硫酸镁。其中，萃余液中镍以及钴离子的浓度小于100mg/l。可以使用本领域中常用的方法来处理，去除硫酸镍和硫酸钴，得到硫酸镁的溶液。具体可以为将其进行一段沉镍钴，得到硫酸镁溶液，在实际工艺中，直接进水处理。第八萃余相中含有负载了钴的p507有机相。
其中，可以向第八萃取相中加入4～7n硫酸，充分反应后静置，得第九萃余液和第九萃取相。
其中，得到的第九萃余液为硫酸钴溶液，对其进行除油过滤除磁异后浓缩结晶，得到硫酸钴晶体。钴的回收率高达97％，得到的硫酸钴纯度可高达98％。在实际生产过程中，可以直接将得到的硫酸钴加入成品桶，进入晶体车间。其中，向所述第八萃取相中所加入的硫酸的浓度更优选为5n。
得到的第九萃取相中含有负载铁的有机相p507，优选向其中加入6～12n浓盐酸，充分反应后静置，得第十萃余液和第十萃取相。
将得到的第十萃取相通过水洗后，得到空白的有机相p507和含有铁离子的无机相。该空白的有机相p507可以重复使用。
为了进一步提取锌离子和锰离子，在本发明一个优选实施方式中，可以包括如下步骤：
将p204有机相进行钠皂，控制皂化率不高于65％，反应完全后再向其中加入所述第四萃余液，相比o:a为1:1～3:1，充分混合后静置，得第十一萃取相和第十一萃余液。
其中，进行钠皂时所使用的p204有机相优选是由空白p204有机相和溶剂油以体积比为1:3混合得到的有机相。
第十一萃取相中含有负载了锰和锌的p204有机相以及少量负载钠的p204有机相，为了进一步提高锰和锌离子的回收纯度，可以向所述第十一萃取相中加入0.1n～2n硫酸，充分反应后静置得第十二萃取相和第十二萃余液。其中，向所述第十一萃取相中所加入的硫酸的浓度更优选为0.8～1n。
此时，第十二萃取相中只含有负载了锰和锌的p204有机相。可以使用本领域中常用的方法将第十二萃取相中的锰和锌分别回收。
在本发明一个优选实施方式中，可以向第十二萃取相中加入2～4n硫酸，充分反应后静置得第十三萃取相和第十三萃余液；将第十三萃余液除油过滤除磁异后浓缩结晶，得到硫酸锰晶体。由该方法得到的硫酸锰晶体纯度高达98％以上，其中，锰离子的回收率高达95％。在实际生产过程中，可以直接将得到的硫酸锰加入成品桶，进入晶体车间。
在上述步骤中，第十三萃取相中含有负载了锌的p204有机相，可以向其中加入4～7n硫酸，充分反应后静置得第十四萃取相和第十四萃余液。此时，第十四萃余液中为硫酸锰溶液，将该第十四萃余液除油过滤除磁异后浓缩结晶，得到硫酸锌晶体。由该步骤得到的硫酸锌晶体高达98％以上，锌离子的回收率高达95％。在实际生产过程中，可以直接将得到的硫酸锌加入成品桶，进入晶体车间。
得到的第十四萃取相可以经过处理后得到不含杂质的空白有机相p204，优选地是，第十四萃取相中加入浓盐酸，反应至少5min后静置，得第十五萃余液和第十五萃取相；将第十五萃取相通过水洗后，得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相。该空白有机相p204可以重复使用。
本发明的提取方法可以有效地分离出铜、钙和其它离子，更加优选地是，可以有效地分离出镍、钴、锰、锌离子，铜、镍、钴、锰、锌离子的回收率均在90％以上，优选在95％以上。本发明所提供的方法可以直接得到纯度高达95％以上的硫酸镍、硫酸钴、硫酸锰以及硫酸锌，可以实现从红土镍矿直接到硫酸镍、硫酸钴、硫酸锰以及硫酸锌的转化，该方法在实际生产中有重要的应用。相比于现有技术，本发明的方法在保证纯度以及回收率的基础上，大大地简化了步骤，有效地节约了资源，降低了成本。
具体实施方式
下面结合实施例，对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。
若未特别指明，实施例中所用技术手段为本领域技术人员所熟知的常规手段，所用原料均为市售商品。
实施例1
本实施例提供了一种含有多种离子的矿液的提取方法，包括如下步骤：
1)将由红土镍矿制得的mhp溶于硫酸中得原料溶液，即矿液，该矿液中含有镍、钴、锰、镁、铜、锌和钙；所述矿液的ph值为4～5；其中，mhp可以以红土镍矿为原料通过常压、高压、氧压中的一种或几种组合方法浸出制得；矿液中铁小于100mg/l、镍90g/l、钴6g/l、锰16g/l、镁7g/l、铜0.2g/l、锌2g/l、钙0.2g/l。
2)ni-p204钠皂、镍皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍溶液进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后再向其中加入矿液，控制相比o：a＝1:1～2:1，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第一萃取相和第一萃余液；第一萃余液直接进入下述步骤7)ni-p507萃取。
3)p204洗镍：向步骤2)的第一萃取相中加入1n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第二萃余液和第二萃取相；将第二萃余液与步骤2)中的矿液混合，进行循环萃取。
4)p204反萃1:向步骤3)得到的第二萃取相中加入1n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第三萃余液和第三萃取相；向所述第三萃余液中加入铁粉，进行铁粉置换，得到沉淀铜和含有钙离子的溶液，其中，铜的回收率为95％以内，纯度为80％以内，含有钙离子的溶液直接进水处理。
5)p204反萃2：向步骤4)得到的第三萃取相中加入5n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第四萃余液和第四萃取相；
6)p204反铁：向所述第四萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第五萃取相和第五萃余液，所述第五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相；其中，空白有机相p204可以重复使用。
7)ni-p507钠皂、镍皂+萃取：向p507空白有机(体积比p507：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后，将步骤2)得到的第一萃余液加入，控制相比o：a＝1:1～2:1，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第六萃取相和第六萃余液。
8)p507洗镍：向步骤7)的第六萃取相中加入1n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第七萃余液和第七萃取相。将第七萃余液与步骤7)中的第一萃余液混合，并加入体系中，进行循环萃取。
9)将第六萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸镍晶体，产率为98％以内，纯度高达98％以上。
10)p507反萃1:向步骤8)得到的第七萃取相中加入3n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第八萃余液和第八萃取相；对所述第八萃余液进行一段沉镍钴，得到硫酸镁溶液，直接进水处理。
11)p507反萃2：向步骤10)得到的第八萃取相中加入5n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第九萃余液和第九萃取相。
12)p507反铁：向所述第九萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十萃取相和第十萃余液，第十萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p507和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p507可以重复利用；
13)将步骤11)得到的第九萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸钴晶体，回收率高达97％，纯度高达98％以上。
14)mn-p204钠皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率65％以内，反应完全后再向其中加入步骤5)中第四萃余液，控制相比o：a＝2:1，反应混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第十一萃取相和第十一萃余液。
15)p204洗钠：向步骤14)的第十一萃取相中加入1n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第十二萃余液和第十二萃取相；第十二萃余液直接进入mn-p204萃取。
16)p204反萃1:向步骤15)得到的第十二萃取相中加入3n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十三萃余液和第十三萃取相；将所述第十三萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锰晶体，回收率高达95％，纯度高达98％以上。
17)p204反萃2：向步骤16)得到的第十三萃取相中加入5n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十四萃余液和第十四萃取相；将第十四萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锌晶体，回收率高达95％，纯度高达98％以上。
18)p204反铁：向所述第十四萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十五萃取相和第十五萃余液，所述第十五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p204可以重复利用。
实施例2
本实施例提供了一种含有多种离子的矿液的提取方法，包括如下步骤：
1)将由红土镍矿制得的mhp溶于硫酸中得原料溶液，即矿液，该矿液中含有镍、钴、锰、镁、铜、锌和钙；所述矿液的ph值为4～5；其中，mhp可以以红土镍矿为原料通过常压、高压、氧压中的一种或几种组合方法浸出制得；矿液中铁小于100mg/l、镍80g/l、钴2g/l、锰2g/l、镁1g/l、铜0.01g/l、锌0.1g/l、钙0.01g/l。
2)ni-p204钠皂、镍皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍溶液进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后再向其中加入矿液，控制相比o：a＝1:2，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第一萃取相和第一萃余液；第一萃余液直接进入下述步骤7)ni-p507萃取。
3)p204洗镍：向步骤2)的第一萃取相中加入0.2n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第二萃余液和第二萃取相；将第二萃余液与步骤2)中的矿液混合，进行循环萃取。
4)p204反萃1:向步骤3)得到的第二萃取相中加入0.5n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第三萃余液和第三萃取相；向所述第三萃余液中加入铁粉，进行铁粉置换，得到沉淀铜和含有钙离子的溶液，其中，铜的回收率为95％以内，纯度为80％以内，含有钙离子的溶液直接进水处理。
5)p204反萃2：向步骤4)得到的第三萃取相中加入2n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第四萃余液和第四萃取相；
6)p204反铁：向所述第四萃取相中加入6n盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第五萃取相和第五萃余液，所述第五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相；其中，空白有机相p204可以重复使用。
7)ni-p507钠皂、镍皂+萃取：向p507空白有机(体积比p507：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后，将步骤2)得到的第一萃余液加入，控制相比o：a＝1:2，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第六萃取相和第六萃余液。
8)p507洗镍：向步骤7)的第六萃取相中加入0.1n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第七萃余液和第七萃取相。将第七萃余液与步骤7)中的第一萃余液混合，并加入体系中，进行循环萃取。
9)将第六萃余液除油过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸镍晶体，产率为98％以内，纯度高达98％以上。
10)p507反萃1:向步骤8)得到的第七萃取相中加入2n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第八萃余液和第八萃取相；对所述第八萃余液进行一段沉镍钴，得到硫酸镁溶液，直接进水处理。
11)p507反萃2：向步骤10)得到的第八萃取相中加入4n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第九萃余液和第九萃取相。
12)p507反铁：向所述第九萃取相中加入6n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十萃取相和第十萃余液，第十萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p507和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p507可以重复利用；
13)将步骤11)得到的第九萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸钴晶体，回收率高达97％，纯度高达98％以上。
14)mn-p204钠皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率65％以内，反应完全后再向其中加入步骤5)中第四萃余液，控制相比o：a＝1:1，反应混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第十一萃取相和第十一萃余液。
15)p204洗钠：向步骤14)的第十一萃取相中加入0.1n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第十二萃余液和第十二萃取相；第十二萃余液直接进入mn-p204萃取。
16)p204反萃1:向步骤15)得到的第十二萃取相中加入2n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十三萃余液和第十三萃取相；将所述第十三萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锰晶体，回收率高达95％，纯度高达98％以上。
17)p204反萃2：向步骤16)得到的第十三萃取相中加入4n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十四萃余液和第十四萃取相；将第十四萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锌晶体，回收率高达95％，纯度高达98％以上。
18)p204反铁：向所述第十四萃取相中加入6n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十五萃取相和第十五萃余液，所述第十五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p204可以重复利用。
实施例3
本实施例提供了一种含有多种离子的矿液的提取方法，包括如下步骤：
1)将由红土镍矿制得的mhp溶于硫酸中得原料溶液，即矿液，该矿液中含有镍、钴、锰、镁、铜、锌和钙；所述矿液的ph值为4～5；其中，mhp可以以红土镍矿为原料通过常压、高压、氧压中的一种或几种组合方法浸出制得；矿液中铁小于100mg/l、镍110g/l、钴10g/l、锰20g/l、镁15g/l、铜1g/l、锌10g/l、钙2g/l。
2)ni-p204钠皂、镍皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍溶液进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后再向其中加入矿液，控制相比o：a＝4:1，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第一萃取相和第一萃余液；第一萃余液直接进入下述步骤7)ni-p507萃取。
3)p204洗镍：向步骤2)的第一萃取相中加入2n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第二萃余液和第二萃取相；将第二萃余液与步骤2)中的矿液混合，进行循环萃取。
4)p204反萃1:向步骤3)得到的第二萃取相中加入2n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第三萃余液和第三萃取相；向所述第三萃余液中加入铁粉，进行铁粉置换，得到沉淀铜和含有钙离子的溶液，其中，铜的回收率为95％以内，纯度为80％以内，含有钙离子的溶液直接进水处理。
5)p204反萃2：向步骤4)得到的第三萃取相中加入6n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第四萃余液和第四萃取相；
6)p204反铁：向所述第四萃取相中加入12n盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第五萃取相和第五萃余液，所述第五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相；其中，空白有机相p204可以重复使用。
7)ni-p507钠皂、镍皂+萃取：向p507空白有机(体积比p507：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后，将步骤2)得到的第一萃余液加入，控制相比o：a＝4:1，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第六萃取相和第六萃余液。
8)p507洗镍：向步骤7)的第六萃取相中加入2n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第七萃余液和第七萃取相。将第七萃余液与步骤7)中的第一萃余液混合，并加入体系中，进行循环萃取。
9)将第六萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸镍晶体，产率为98％以内，纯度高达98％以上。
10)p507反萃1:向步骤8)得到的第七萃取相中加入4n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第八萃余液和第八萃取相；对所述第八萃余液进行一段沉镍钴，得到硫酸镁溶液，直接进水处理。
11)p507反萃2：向步骤10)得到的第八萃取相中加入7n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第九萃余液和第九萃取相。
12)p507反铁：向所述第九萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十萃取相和第十萃余液，第十萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p507和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p507可以重复利用；
13)将步骤11)得到的第九萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸钴晶体，回收率高达97％，纯度高达98％以上。
14)mn-p204钠皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率65％以内，反应完全后再向其中加入步骤5)中第四萃余液，控制相比o：a＝3:1，反应混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第十一萃取相和第十一萃余液。
15)p204洗钠：向步骤14)的第十一萃取相中加入2n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第十二萃余液和第十二萃取相；第十二萃余液直接进入mn-p204萃取。
16)p204反萃1:向步骤15)得到的第十二萃取相中加入4n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十三萃余液和第十三萃取相；将所述第十三萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锰晶体，回收率高达95％，纯度高达98％以上。
17)p204反萃2：向步骤16)得到的第十三萃取相中加入7n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十四萃余液和第十四萃取相；将第十四萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锌晶体，回收率高达95％，纯度高达98％以上。
18)p204反铁：向所述第十四萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十五萃取相和第十五萃余液，所述第十五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p204可以重复利用。
对比例1
本对比例提供了一种含有多种离子的矿液的提取方法，包括如下步骤：
1)将由红土镍矿制得的mhp溶于硫酸中得原料溶液，即矿液，该矿液中含有镍、钴、锰、镁、铜、锌和钙；所述矿液的ph值为4～5；其中，mhp可以以红土镍矿为原料通过常压、高压、氧压中的一种或几种组合方法浸出制得；矿液中铁小于100mg/l、镍90g/l、钴6g/l、锰16g/l、镁7g/l、铜0.2g/l、锌2g/l、钙0.2g/l。
2)ni-p204钠皂、镍皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍溶液进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后再向其中加入矿液，控制相比o：a＝1:3，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第一萃取相和第一萃余液；第一萃余液直接进入下述步骤7)ni-p507萃取。
3)p204洗镍：向步骤2)的第一萃取相中加入0.08n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第二萃余液和第二萃取相；将第二萃余液与步骤2)中的矿液混合，进行循环萃取。
4)p204反萃1:向步骤3)得到的第二萃取相中加入1n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第三萃余液和第三萃取相；向所述第三萃余液中加入铁粉，进行铁粉置换，得到沉淀铜和含有钙离子的溶液，其中，铜的回收率为85％，纯度为80％，含有钙离子的溶液直接进水处理。
5)p204反萃2：向步骤4)得到的第三萃取相中加入0.8n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第四萃余液和第四萃取相；
6)p204反铁：向所述第四萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第五萃取相和第五萃余液，所述第五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相；其中，空白有机相p204可以重复使用。
7)ni-p507钠皂、镍皂+萃取：向p507空白有机(体积比p507：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后，将步骤2)得到的第一萃余液加入，控制相比o：a＝1:2，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第六萃取相和第六萃余液。
8)p507洗镍：向步骤7)的第六萃取相中加入0.08n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第七萃余液和第七萃取相。将第七萃余液与步骤7)中的第一萃余液混合，并加入体系中，进行循环萃取。
9)将第六萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸镍晶体，产率小于90％，纯度为85％。
10)p507反萃1:向步骤8)得到的第七萃取相中加入0.08n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第八萃余液和第八萃取相；对所述第八萃余液进行一段沉镍钴，得到硫酸镁溶液，直接进水处理。
11)p507反萃2：向步骤10)得到的第八萃取相中加入0.8n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第九萃余液和第九萃取相。
12)p507反铁：向所述第九萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十萃取相和第十萃余液，第十萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p507和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p507可以重复利用；
13)将步骤11)得到的第九萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸钴晶体，回收率为85％，纯度为85％。
14)mn-p204钠皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率65％以内，反应完全后再向其中加入步骤5)中第四萃余液，控制相比o：a＝1:2，反应混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第十一萃取相和第十一萃余液。
15)p204洗钠：向步骤14)的第十一萃取相中加入0.08n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第十二萃余液和第十二萃取相；第十二萃余液直接进入mn-p204萃取。
16)p204反萃1:向步骤15)得到的第十二萃取相中加入0.08n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十三萃余液和第十三萃取相；将所述第十三萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锰晶体，回收率为75％，纯度为80％。
17)p204反萃2：向步骤16)得到的第十三萃取相中加入0.8n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十四萃余液和第十四萃取相；将第十四萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锌晶体，回收率为65％，纯度为80％。
18)p204反铁：向所述第十四萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十五萃取相和第十五萃余液，所述第十五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p204可以重复利用。
对比例2
本对比例提供了一种含有多种离子的矿液的提取方法，包括如下步骤：
1)将由红土镍矿制得的mhp溶于硫酸中得原料溶液，即矿液，该矿液中含有镍、钴、锰、镁、铜、锌和钙；所述矿液的ph值为4～5；其中，mhp可以以红土镍矿为原料通过常压、高压、氧压中的一种或几种组合方法浸出制得；矿液中铁小于100mg/l、镍90g/l、钴6g/l、锰16g/l、镁7g/l、铜0.2g/l、锌2g/l、钙0.2g/l。
2)ni-p204钠皂、镍皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍溶液进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后再向其中加入矿液，控制相比o：a＝5:1，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第一萃取相和第一萃余液；第一萃余液直接进入下述步骤7)ni-p507萃取。
3)p204洗镍：向步骤2)的第一萃取相中加入3n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第二萃余液和第二萃取相；将第二萃余液与步骤2)中的矿液混合，进行循环萃取。
4)p204反萃1:向步骤3)得到的第二萃取相中加入3n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第三萃余液和第三萃取相；向所述第三萃余液中加入铁粉，进行铁粉置换，得到沉淀铜和含有钙离子的溶液，其中，铜的回收率为60％，纯度为80％，含有钙离子的溶液直接进水处理。
5)p204反萃2：向步骤4)得到的第三萃取相中加入12n的盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第四萃余液和第四萃取相；
6)p204反铁：向所述第四萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第五萃取相和第五萃余液，所述第五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相；其中，空白有机相p204可以重复使用。
7)ni-p507钠皂、镍皂+萃取：向p507空白有机(体积比p507：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率50％以内，再向其中加入硫酸镍进行镍皂反应，直至镍离子置换完皂化有机相中的钠离子，反应完全后，将步骤2)得到的第一萃余液加入，控制相比o：a＝3:1，有机相与萃前液混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第六萃取相和第六萃余液。
8)p507洗镍：向步骤7)的第六萃取相中加入6n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第七萃余液和第七萃取相。将第七萃余液与步骤7)中的第一萃余液混合，并加入体系中，进行循环萃取。
9)将第六萃余液，除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸镍晶体，产率为95％，纯度为75％。
10)p507反萃1:向步骤8)得到的第七萃取相中加入6n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第八萃余液和第八萃取相；对所述第八萃余液进行一段沉镍钴，得到硫酸镁溶液，直接进水处理。
11)p507反萃2：向步骤10)得到的第八萃取相中加入12n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第九萃余液和第九萃取相。
12)p507反铁：向所述第九萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十萃取相和第十萃余液，第十萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p507和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p507可以重复利用；
13)将步骤11)得到的第九萃余液除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸钴晶体，回收率为20％，纯度为85％。
14)mn-p204钠皂+萃取：向p204空白有机(体积比p204：溶剂油＝1：3)中加入质量分数为32％的氢氧化钠进行钠皂，控制皂化率65％以内，反应完全后再向其中加入步骤5)中第四萃余液，控制相比o：a＝4:1，反应混合5分钟左右，再静置澄清约8分钟，得到第十一萃取相和第十一萃余液。
15)p204洗钠：向步骤14)的第十一萃取相中加入4n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，将得到的第十二萃余液和第十二萃取相；第十二萃余液直接进入mn-p204萃取。
16)p204反萃1:向步骤15)得到的第十二萃取相中加入8n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十三萃余液和第十三萃取相；将所述第十三萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锰晶体，回收率为70％，纯度为30％。
17)p204反萃2：向步骤16)得到的第十三萃取相中加入12n的硫酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十四萃余液和第十四萃取相；将第十四萃余液进行除油，过滤，除磁异后的溶液经蒸发浓缩结晶，得到硫酸锌晶体，回收率为10％，纯度为75％。
18)p204反铁：向所述第十四萃取相中加入12n浓盐酸，反应5分钟以上，再静置澄清约8分钟以上，得到第十五萃取相和第十五萃余液，所述第十五萃取相通过水洗，澄清后得到不含杂质的空白有机相p204和含有铁离子的无机相，得到的空白有机相p204可以重复利用。
最后，本发明的方法仅为较佳的实施方案，并非用于限定本发明的保护范围。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。